郅榮偉

(山西工程職業(yè)學院，山西 太原 030001)

一直以來，厚煤層開采技術的優(yōu)化研究一直都是我國煤炭開采領域的重點研究內容，因工作面開采時間逐漸變短，對礦井的銜接部署也就提出了更高的要求[1-3]。部分礦井因銜接調整不利或面臨資源枯竭等問題，工作面順序布置出現沿空巷道，回采過程中采掘壓力與臨空動壓疊加，極大地影響了巷道圍巖的穩(wěn)定[4-6]。大量學者對厚煤層沿空巷道煤柱合理寬度及巷道控制方面進行了研究，取得了較為豐富的成果。張百勝等[7]針對小煤柱護巷礦壓顯現劇烈問題，提出了切頂卸壓技術；張洪偉等[8]則提出了上區(qū)段端頭垮落煤巖體注漿充填/加固技術；程利興等[9]提出以“高預應力主動支護、注漿改性加固、強幫護頂”為核心的沿空掘巷支護技術，針對開采擾動問題；郭重托[10]提出了錨桿索、單體支柱、π型梁支護技術；李季等[11]從應力差分布角度對煤柱寬度進行了優(yōu)化。但由于我國煤礦眾多，各礦地質生產條件不盡相同，高地應力條件下，大采高大斷面巷道圍巖受采動影響劇烈，巷道圍巖變形及控制難度也要遠大于普通巷道，生產實踐中需根據實際情況進行分析[12-14]。以紅慶河煤礦3402工作面為研究對象，采用理論計算、數值模擬和現場實測等方法確定區(qū)段煤柱合理寬度并提出了支護優(yōu)化技術方案，在現場試驗中控制效果較好，為類似礦井提供參考。

1 工程概況

紅慶河煤礦3402工作面位于礦井北翼，主采3煤層，煤層結構簡單，平均埋深約700m，煤層平均厚度為6.3m，采用大采高采煤法進行回采，一次采高達到6m，3402工作面巷道布置如圖1所示。3401工作面回采完畢后，沿空區(qū)邊緣預留窄煤柱進行沿空掘巷，用于3402工作面回風、材料運送及行人通道?？紤]到液壓支架運輸尺寸，軌道巷斷面設計達到5.5m×4m，巷道高度達到4m，工作面煤巖柱狀圖如圖2所示。

圖1 3402工作面巷道布置

圖2 工作面煤巖綜合柱狀圖

由于大采高沿空巷道圍巖開采后圍巖變形破壞嚴重，破壞控制機理還不明晰。因此，為進一步探究大采高沿空巷道圍巖變形破壞特征，調研礦井同水平條件其他巷道礦壓顯現情況，得到以往工作面沿空掘巷圍巖變形有如下特點：巷道受掘進和多次采動影響，圍巖發(fā)生持續(xù)變形，頂板明顯彎曲下沉，兩幫收斂，底板發(fā)生底鼓，斷面收縮嚴重，表現出明顯的蠕變性；巷道掘進期間，相比于實體煤側，采空區(qū)圍巖變形更嚴重，回采期間采動影響主要以本工作面為主，實體煤側圍巖變形大于采空區(qū)；以往其他工作面常規(guī)沿空巷道受工作面采動影響，頂幫較為破碎，局部地段變形強烈，錨桿網與托盤連接部位多處出現嚴重撕裂支護體扭曲甚至脫錨失效，服務期間礦方不得采用圍巖注漿加固、補打錨桿索等措施進行加強支護。

2 沿空巷道上覆巖層結構特征

考慮到3402工作面基本頂上下方為互相鄰接的堅硬巖層，僅對煤層上方的單一巖層基本頂的破斷位置及規(guī)律進行簡化研究?？紤]到煤體自身的變形特性，參考基本頂走向斷裂力學模型，實體煤上方可建立基本頂結構彈性地基梁模型[15，16]，如圖3所示。

圖3 力學模型

將基本頂視為半無限長梁，則梁的彎曲微分方程見式(1)。

(1)

式中，q(x)為支承壓力影響范圍內(x

(2)

式中，q0為上覆巖層重量；q1為采動引起的側向支承壓力，MPa。

p=-ky

(3)

式中，k為彈性地基剛度，令

(4)

式中，N1為作用于懸臂處內力。

對于四階常系數微分方程，式(1)通解如式(5)：

(5)

式中，γ為上覆巖層容重。

假設qc為懸臂段均布載荷，長度為L1，聯立式(1)—式(5)，根據邊界條件可求得基本頂巖梁的撓曲方程，見式(6)，對其進行多次求導可得巖梁最大彎矩x0：

(6)

式中，M0、Q0為采空區(qū)煤壁位置梁截面內力參數。

將3402工作面相關參數代入上式得到距采空區(qū)煤壁3.0～3.5m范圍內彎矩值達到最大，彎矩值達到230MN·m左右，最大彎矩值為230.9MN·m，位于距煤壁3m處；因此，基本頂巖梁于3.0～3.5m范圍斷裂可能性較大。

3 巷道圍巖變形破壞數值模擬分析

3.1 偏應力理論

巷道破壞主要由偏應力差引起，巷道破壞模擬過程中需要考慮偏應力對巖體破壞作用。巷道在開挖后圍巖受到的偏應力不為零，此時巖體產生變形和破壞。巷道圍巖中任意一點的應力狀態(tài)可以由張量矩陣表示，見式(7)[17-19]：

(7)

式中，P為各向相等的靜水應力，P=(σ1+σ2+σ3)/3；等式右邊第2項是偏應力。

其中，σ1-P為最大主偏應力σ′，在應力張量中起主導作用，偏應力計算公式見式(8)：

(8)

3.2 不同煤柱寬度模擬分析

現有研究表明大采高沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性與工作面采高以及巷道高度、跨度等有著密切的聯系，因此采用FLAC3D數值模擬，設置模擬方案模擬不同因素影響下，3402軌道巷圍巖偏應力分布特征及兩幫偏應力演化規(guī)律，從而研究沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性受采高與巷道寬高比的影響規(guī)律，進一步揭示沿空掘巷圍巖變形破壞機理。

模型大小為250m×100m×100m(長×寬×高)，巷道斷面5.5m×4m，采高6m，模型周圍各邊界均為水平位移約束，底部為固定位移約束，上邊界為自由邊界。巖石力學參數見表1。

表1 巖石力學參數

圖4 巷道兩幫垂直應力分布曲線

當煤柱寬度為4～12m時，應力值迅速增大至峰值后衰減，總體呈“單峰型”，當6m≤l≤12m時，煤柱幫內應力值逐漸增大，承載能力大幅提高；當18m≤l≤24m時，垂直應力先增大至第一極值，而后降低、升高至第二極值，最終呈巷道側低、采空區(qū)側高的非對稱“雙峰型”布置。

隨著與巷道表面距離的增加，淺部煤體內支承壓力呈快速增加至峰值，深部按負指數曲線關系衰減，曲線上升路徑基本一致；與上述煤柱幫內應力變化規(guī)律相一致，4m≤l≤12m，來自頂板的絕大部分壓力由實體煤承擔，實體煤側高分布。

兩幫垂直應力峰值分布如圖5所示，由圖5可知，當煤柱寬度為4～12m時，峰值位置距巷道左幫5m處且未移動，當18～24m時，峰值位置向巷道淺部移近1m，這是由于留寬煤柱沿空巷道圍巖受采空側采動影響減弱引起的。由于窄煤柱寬度增加，煤柱完整性與承載能力將大幅度提高，而增加至一定范圍后，大采高工作面強采動和巷道掘進造成的支承壓力峰值相互疊加直至重合，產生垂直應力極大值，煤柱寬度增加后，支承壓力疊加作用減弱，垂直應力峰后區(qū)在煤柱內部重疊，應力峰值逐漸降低。

圖5 兩幫垂直應力峰值分布

根據基本頂斷裂位置計算，煤柱寬度應大于3.5m，依據“極限平衡理論”計算[20]，留設煤柱寬度4.4～5.2m，結合兩種理論計算，煤柱寬度應大于5.2m。

為保證煤柱有一定穩(wěn)定承載區(qū)，煤柱寬度合理范圍應為“5.2～7m”。綜合基本頂斷裂位置以及煤柱極限平衡理論計算，并且重點考慮沿空掘巷降低煤炭資源浪費等因素，最終確定3402工作面沿空掘巷的窄煤柱合理留設寬度為6m。

3.3 不同采高

考慮礦井生產實際條件，分別設置3402工作面采高為3m，4m，5m，6m，7m六種采高，通過單一變量進行模擬。將不同采高條件下，沿空巷道兩幫監(jiān)測數據提取計算得到偏應力值，軌道巷兩幫偏應力演化規(guī)律曲線，如圖6所示。

圖6 不同采高巷道偏應力及峰值變化曲線

由圖6(a)可知：從巷道左側淺部逐漸深入實體煤內，實體煤幫偏應力值經歷先急速增長至峰值。距巷道左側0～5m范圍內(急速增長段)，偏應力曲線上升路徑基本一致，采高增加對于巷道實體煤幫影響有限，在5～15m范圍，隨采高增加，偏應力曲線下降速率變緩，同一深度偏應力值輕微增加，而后基本趨于恒定，與上述擴散范圍增大結果一致。巷道淺部0～2m范圍內偏應力值較小，表明此區(qū)域經巷道掘進影響，表面破壞嚴重，應選用長度不低于2m的錨桿，對淺部破碎圍巖進行錨固。4～5m偏應力進一步增至峰值，之后逐漸減小，于15m后保持恒定，表明此區(qū)域圍巖完整性較好，是錨索支護的關鍵承載段，但是考慮到現有錨索規(guī)格，峰值附近的區(qū)域可作為錨索錨固點。

由圖6(b)可知：偏應力呈現先緩慢后快速增長至峰值，而后又經歷先快速后緩慢減小的過程。煤柱幫兩端淺部煤體(0～1m和5～6m)偏應力均僅有3MPa左右，表明采動及掘進影響下煤柱兩幫淺部煤體破壞嚴重，煤柱深部偏應力值則相對較高，錨桿錨固于此區(qū)域穩(wěn)定性較好。以煤柱中軸(x=3m)為界限，采高3m時，煤柱內右側偏應力值明顯高于左側，采高3～6m增大過程中，煤柱內偏應力左、右兩側差值逐漸縮小，采高7m時，右側偏應力值最終低于左側，表明存在某個臨界采高，小于臨界高度時，煤柱穩(wěn)定性受掘進影響明顯，大于臨界高度時，煤柱穩(wěn)定性主要取決于強采動影響，受掘進影響不大。隨著采高增加，煤柱偏應力值逐漸降低，偏應力峰值從12MPa逐漸減小至6MPa，峰值位置由3.5m轉移至3m，這表明大采高沿空掘巷煤柱幫淺部圍巖破壞加劇，煤柱內穩(wěn)定承載區(qū)域逐漸收縮，煤柱幫支護難度增加，因此要加大煤柱幫側支護力度。

圖2 顯示了儒家社會規(guī)范對囚徒困境收益的改變。當A不合作而B合作的時候，A的收益從4變?yōu)?-ax；當A合作而B不合作的時候，B的收益從4變成4-by。這里，x和y表示儒家社會規(guī)范對不合作行為的“客觀”懲罰，或者是參與各方的一個“客觀”成本，a和b則可理解為當事人對這種懲罰的心理感受程度，因此,ax和by可以理解為A和B感知到的成本。顯然，只要ax>1，和by>1,4-ax<3,4-by<3，儒家社會規(guī)范就可以使得“合作”變成一個納什均衡。

3.4 不同巷道跨度

跨度設為2.5m，3.5m，4.5m和5.5m四種跨度，采用上述同樣方法得到偏應力峰值演化規(guī)律曲線，如圖7所示。

圖7 不同跨度巷道偏應力及峰值變化曲線

由圖7(a)可知：從巷道左側淺部逐漸深入實體煤內，實體煤幫偏應力值經歷先急速增長至峰值，而后以負指數曲線逐漸減小，最終趨于穩(wěn)定的過程。巷道淺部0～2m范圍內偏應力值較小，表明此區(qū)域巷道受采動影響，表面破壞嚴重，所以錨桿選型時長度應至少不小于2m，2～5m內偏應力值急速增加，直至5m時增至峰值，之后逐漸減小，于15m后保持恒定，表明此區(qū)域煤體已具有較好的承載抗變形能力，可以給錨索提供較穩(wěn)定的錨固點。

由圖7(b)可知，以巷道中軸為界，巷道偏應力值呈左低右高，表明巷道側淺部破壞受掘進影響強烈，采空區(qū)側受工作面采動影響煤體更破碎。煤柱幫淺部偏應力值均僅3MPa左右，向煤柱深部偏應力值逐漸升高。巷道跨度增加，偏應力峰值從6.7MPa輕微增加至7.0MPa，峰值位置保持在3m，表明巷道寬度增加，巷道頂板運動使得煤柱壓縮變形增加，煤柱幫支護難度增加。

4 工程應用

4.1 支護方案優(yōu)化

3402軌道巷為大采高、大斷面沿空巷道，巷道斷面為巷寬×中高=5.5m×4m，巷道支護參數不能簡單地按照以往工程經驗直接選取，高強預應力錨桿索支護系統(tǒng)穩(wěn)定性受支護參數影響明顯，為確定沿空巷道圍巖控制方案，基于上述對大采高大斷面巷道圍巖變形破壞特征的分析，結合礦井以往支護實踐，提出相應的錨梁網加點錨索聯合支護，初步確定巷道具體支護方案如圖8所示。

圖8 改進支護方案后支護(mm)

1)頂板支護。頂錨桿采用?22mm×2400mm等強度全螺紋鋼錨桿，配用尺寸規(guī)格為?150mm×9mm×26mm優(yōu)質鋼盤、半球形墊圈和快速安裝螺帽。頂錨索采用?17.8mm×8500mm的小孔徑高強度預應力錨索，巷中一道錨索與巷道頂板保持垂直，其余兩道錨索與鉛垂線保持15°夾角。錨桿索布置：頂板每排8根，中間四道錨桿間排距800mm×800mm，其余4道間排距700mm×800mm。

2)幫部支護。幫錨桿采用?20mm×2400mm的右旋等強度全螺紋鋼錨桿每孔采用兩支Z2360錨固劑，在兩幫來壓不大，較完整的區(qū)域配用寬度為100mm的梯子梁以及尺寸規(guī)格130mm×130mm×8mm金屬托盤，在兩幫較破碎的區(qū)域配用寬度為180mm的鋼帶加以支護。巷道兩幫底部錨桿與水平線保持30°夾角。

4.2 現場實測

1)圍巖表面位移。圍巖表面位移變化規(guī)律如圖9所示，由圖9可知，超前支承壓力影響下，巷道圍巖應力增加，所以巷道變形明顯。因此，工作面回采期間，對沿空掘巷超前支承壓力影響范圍進行了超前支護，由于軌道巷巷高大于4.0m，單體支柱無法進行有效支護，故采取加密頂板錨索(?17.8mm×8500mm)的超前支護方式代替常規(guī)巷道原單體配合金屬鉸接頂的超前支護方式，以確保工作面回采期間巷道超前支護段安全。

圖9 圍巖表面位移變化規(guī)律

2)錨桿索載荷分析。1#測站監(jiān)測的錨桿、錨索受力情況和變化規(guī)律如圖10所示。隨著工作面的推進，錨桿錨索的載荷逐漸增大，其中頂板錨桿的載荷和右?guī)湾^索的載荷尤為明顯，分別達到了80kN和170kN，并未超出各自的屈服載荷。此時的錨桿、錨索載荷已經是其使用期間遇到的最大載荷了，但依然沒有超過其屈服載荷，說明選用的錨桿錨索能夠滿足巷道的支護要求。

圖10 錨桿及錨索受力變化曲線

3)鉆孔應力分析。測站鉆孔應力與時間和工作面的距離的關系如圖11所示。巷道兩幫鉆孔的應力隨著工作面的逐漸靠近而迅速增加且增加幅度較大。說明由測站進入超前支承壓力范圍，巷道圍巖的應力突然增加，鉆孔應力隨之增大。而且比較采煤幫和非采煤幫鉆孔的應力，可以發(fā)現采煤幫的鉆孔應力要更大一些。

圖11 鉆孔應力隨時間/工作面距離變化關系

綜上所述，由于工作面的推進3402軌道巷1#測站的圍巖應力突然增加，巷道兩幫發(fā)生了最大為700mm的變形量，在合理范圍內，不影響正常的工作面回采，表明支護方案的可行性。錨桿、錨索測力計最大讀數分別為80kN和170kN，未發(fā)生錨桿錨索斷裂的現象，滿足巷道支護要求。測站煤體垂直應力為35.6MPa，超出原巖應力，表明巷道已處于超前支承壓力中，隨著回采面的推進，仍需進一步觀測巷道礦壓顯現規(guī)律。因此，現場礦壓觀測結果均在合理范圍內，支護效果良好，滿足了通風及運輸斷面的要求，驗證了改進支護方案的可行性。

5 結 論

1)根據支護方案改進原則結合工程類比經驗，將原先的?16mm×1800mm普通A3圓鋼錨桿換成?20mm×2400mm等強度全螺紋鋼錨桿，?15.24mm×4500mm普通錨索換成?17.8mm×8500mm的小孔徑高強度預應力錨索，并相應地增加錨桿索支護密度、預緊力等參數，確定3402軌道巷改進支護方案。

2)經過現場礦壓觀測及結果分析，巷道兩幫移近量最大700mm，錨桿、錨索測力計最大讀數分別為80kN和170kN，未發(fā)生錨桿索斷裂的現象，均在合理范圍內，滿足了通風及運輸斷面的要求，表明支護方案的可行性。

3)由不同煤柱寬度圍巖垂直應力分布云圖以及應力變化規(guī)律曲線，結合理論分析結果，最終確定煤柱合理留設寬度為6m。